RU2818755C1 - Method of flotation of gold-bearing ores - Google Patents
Method of flotation of gold-bearing ores Download PDFInfo
- Publication number
- RU2818755C1 RU2818755C1 RU2023129369A RU2023129369A RU2818755C1 RU 2818755 C1 RU2818755 C1 RU 2818755C1 RU 2023129369 A RU2023129369 A RU 2023129369A RU 2023129369 A RU2023129369 A RU 2023129369A RU 2818755 C1 RU2818755 C1 RU 2818755C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- flotation
- gold
- concentrate
- air
- solution
- Prior art date
Links
- 238000005188 flotation Methods 0.000 title claims abstract description 72
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical group [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 52
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 52
- 239000010931 gold Substances 0.000 title claims abstract description 52
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 23
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 39
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims abstract description 21
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 16
- 239000004576 sand Substances 0.000 claims abstract description 15
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 12
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Chemical class O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 12
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 11
- TWFQJFPTTMIETC-UHFFFAOYSA-N dodecan-1-amine;hydron;chloride Chemical compound [Cl-].CCCCCCCCCCCC[NH3+] TWFQJFPTTMIETC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 11
- 239000004088 foaming agent Substances 0.000 claims abstract description 10
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 claims abstract description 9
- OMKVZYFAGQKILB-UHFFFAOYSA-M potassium;butoxymethanedithioate Chemical compound [K+].CCCCOC([S-])=S OMKVZYFAGQKILB-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 8
- 239000000443 aerosol Substances 0.000 claims abstract description 5
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 5
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims abstract description 5
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims abstract description 3
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims description 13
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 10
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 3
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 abstract description 21
- 239000011707 mineral Substances 0.000 abstract description 21
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 10
- 239000006260 foam Substances 0.000 abstract description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 2
- 239000002002 slurry Substances 0.000 abstract 2
- 238000005194 fractionation Methods 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 13
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 6
- 239000003093 cationic surfactant Substances 0.000 description 5
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 5
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 5
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 4
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 238000004364 calculation method Methods 0.000 description 2
- 238000013467 fragmentation Methods 0.000 description 2
- 238000006062 fragmentation reaction Methods 0.000 description 2
- 238000012216 screening Methods 0.000 description 2
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000005315 distribution function Methods 0.000 description 1
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 1
- 235000019353 potassium silicate Nutrition 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 1
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 1
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052979 sodium sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N sodium sulfide (anhydrous) Chemical compound [Na+].[Na+].[S-2] GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000000087 stabilizing effect Effects 0.000 description 1
- 239000010878 waste rock Substances 0.000 description 1
Abstract
Description
Изобретение относится к обогащению полезных ископаемых, в частности к обогащению пенной флотацией.The invention relates to the beneficiation of minerals, in particular to the beneficiation by foam flotation.
Известен способ флотационного обогащения полезных ископаемых, включающий обработку сырья реагентами, введение пересыщенного водяного пара и воздуха в пульпу в виде струи аэрозоля, образованной турбулентным смешением их разнотемпературных спутных потоков и удаление продуктов разделения (см. авторское свидетельство СССР №1005919, МПК В03D 1/00, опубл. 23.03.1983 г., бюл. №11).There is a known method of flotation enrichment of minerals, including processing raw materials with reagents, introducing supersaturated water vapor and air into the pulp in the form of an aerosol jet formed by turbulent mixing of their different-temperature cocurrent flows and removing separation products (see USSR author's certificate No. 1005919, IPC B03D 1/00 , published 03/23/1983, bulletin No. 11).
Недостатком аналога является низкая степень извлечения золота, прежде всего мелкодисперсной фракции.The disadvantage of the analogue is the low degree of gold recovery, especially of the fine fraction.
Наиболее близким к заявляемому техническому решению является способ флотации, включающий обработку сырья реагентами, введение пересыщенного водяного пара и воздуха в пульпу в виде струи аэрозоля, образованной турбулентным смешением их разнотемпературных спутных потоков и удаление продуктов разделения (см. патент РФ №2600135, МПК (2006.01) В03D 1/02, опубл. 2020.10.2016, бюл. №29).The closest to the claimed technical solution is the flotation method, which includes processing the raw material with reagents, introducing supersaturated water vapor and air into the pulp in the form of an aerosol jet formed by the turbulent mixing of their different-temperature cocurrent flows and removing separation products (see RF patent No. 2600135, IPC (2006.01 ) В03D 1/02, publ. 2020.10.2016, bulletin No. 29).
Недостатками прототипа являются низкая степень извлечения и селективность разделения минералов, связанные, во-первых, с низкой степенью дробления пузырьков за счет высокого поверхностного натяжения на границе раздела фаз «газ-жидкость». Во-вторых, за счет одноименных отрицательных зарядов на поверхности пузырька и минерала, В-третьих, за счет низкого извлечения наиболее трудноизвлекаемой мелкодисперсной фракции золота.The disadvantages of the prototype are the low degree of extraction and selectivity of separation of minerals, associated, firstly, with the low degree of fragmentation of bubbles due to high surface tension at the gas-liquid interface. Secondly, due to the negative charges of the same name on the surface of the bubble and mineral, Thirdly, due to the low extraction of the most difficult to extract fine gold fraction.
Техническим результатом заявленного изобретения является повышение степени извлечения и селективности разделения минералов.The technical result of the claimed invention is to increase the degree of extraction and selectivity of mineral separation.
Технический результат достигается тем, что способ флотации золотосодержащих руд, включающий измельчение исходной руды, обработку сырья реагентами, введение пересыщенного водяного пара и воздуха в пульпу в виде струи аэрозоля, образованной турбулентным смешением их разнотемпературных спутных потоков, флотацию и удаление продуктов разделения, согласно изобретению перед флотацией производят классификацию измельченной руды на песковую и шламовую фракции, затем проводят обработку песковой фракции реагентами – раствором медного купороса, бутиловым ксантогенатом калия и пенообразователем с последующей ее флотацией и выделением концентрата, который смешивают со шламовой фракцией, обработанной раствором медного купороса, далее смесь делят, по крайней мере, на два, равных по массе твердой фракции потока и проводят их флотацию, причем эти потоки флотируют последовательно, направляя концентрат предыдущего потока в последующий поток для совместной флотации с применением разнотемпературных спутных потоков пересыщенного водяного пара и воздуха, при этом воздух предварительно пропускают через раствор гидрохлоридлауриламина концетрацией 25 мг/л.The technical result is achieved by the fact that the method of flotation of gold ores, including grinding the original ore, processing the raw materials with reagents, introducing supersaturated water vapor and air into the pulp in the form of an aerosol jet formed by the turbulent mixing of their different-temperature cocurrent flows, flotation and removal of separation products, according to the invention before by flotation, crushed ore is classified into sand and sludge fractions, then the sand fraction is treated with reagents - a solution of copper sulfate, potassium butyl xanthate and a foaming agent, followed by flotation and separation of a concentrate, which is mixed with the sludge fraction treated with a solution of copper sulfate, then the mixture is divided, into at least two streams equal in mass to the solid fraction and carry out their flotation, and these streams float sequentially, directing the concentrate of the previous stream into the subsequent stream for joint flotation using different-temperature co-current streams of supersaturated water vapor and air, while the air is first passed through through a solution of laurylamine hydrochloride with a concentration of 25 mg/l.
Данный способ флотации позволит повысить степень извлечения и селективность разделения минералов, во-первых, за счет увеличения содержания золота в исходном питании операции флотации, приводящего к увеличению полноты извлечения золота труднофлотируемой мелкодисперсной фракции, обычно теряемой с хвостами, во-вторых, за счет физической адсорбции катионоактивного поверхностно-активного вещества – раствора гидрохлоридлауриламина на поверхности пузырька происходит понижение поверхностного натяжения, обеспечивающее дробление потока пересыщенного водяного пара и воздуха на мелкие пузырьки, в-третьих, за счет перезарядки поверхности пузырька адсорбцией катионоактивного поверхностно-активного вещества – раствора гидрохлоридлауриламина и появления сил электростатического притяжения между положительно заряженным пузырьком и отрицательно заряженным минералом.This flotation method will increase the degree of recovery and selectivity of mineral separation, firstly, by increasing the gold content in the initial feed of the flotation operation, leading to an increase in the completeness of gold recovery from the difficult-to-float fine fraction, usually lost with tailings, and secondly, due to physical adsorption cationic surfactant - a solution of laurylamine hydrochloride on the surface of the bubble, a decrease in surface tension occurs, ensuring the fragmentation of the flow of supersaturated water vapor and air into small bubbles, thirdly, due to the recharging of the bubble surface by the adsorption of a cationic surfactant - a solution of laurylamine hydrochloride and the appearance of electrostatic forces attraction between a positively charged bubble and a negatively charged mineral.
Способ флотации поясняется чертежами, где на фиг.1 изображена технологическая схема процесса флотации золотосодержащих руд, на фиг.2 – качественно-количественная схема флотации потоков по примеру 1, на фиг.3 – зависимость извлечения золота и степени концентрации золота в концентрате от числа потоков флотации, на фиг.4 – качественно-количественная схема флотации потоков по примеру 2, на фиг.5 – зависимость содержания золота в исходном питании флотации от числа потоков флотации золотосодержащих руд по примеру 1 и 2, на фиг.6 – сравнение функций дифференциального распределения пузырьков по крупности при флотации заявляемым способом и прототипом, на фиг.7 – зависимость знака заряда поверхности пузырька от количества катионоактивного поверхностно-активного вещества – раствора гидрохлоридлауриламина, на фиг.8 – функция дифференциального распределения зерен золота по крупности в концентрате по прототипу и заявленному способу. Способ флотации поясняется таблицами, где в таблице 1 (см. в графич. части) представлено сравнение показателей степени извлечения и селективности разделения минералов прототипа и заявляемого способа по примеру 1, в таблице 2 (см. в графич. части) – сравнение показателей степени извлечения и селективности разделения минералов прототипа и заявляемого способа по примеру 2. The flotation method is illustrated by drawings, where Fig. 1 shows a technological diagram of the flotation process of gold ores, Fig. 2 is a qualitative-quantitative scheme of flotation of flows according to example 1, Fig. 3 is the dependence of gold extraction and the degree of gold concentration in the concentrate on the number of flows flotation, Fig. 4 - qualitative and quantitative scheme of flotation flows according to example 2, Fig. 5 - dependence of the gold content in the initial flotation feed on the number of flotation flows of gold ores according to examples 1 and 2, Fig. 6 - comparison of differential distribution functions bubbles by size during flotation by the claimed method and the prototype, in Fig. 7 is the dependence of the sign of the charge of the surface of the bubble on the amount of cationic surfactant - laurylamine hydrochloride solution, in Fig. 8 is the function of the differential distribution of gold grains by size in the concentrate according to the prototype and the claimed method . The flotation method is explained in tables, where Table 1 (see in the graphical part) presents a comparison of the recovery rates and selectivity of separation of minerals of the prototype and the proposed method according to example 1, in Table 2 (see in the graphical part) a comparison of the recovery rates and the selectivity of separation of minerals of the prototype and the proposed method according to example 2.
Способ осуществляют следующим образом.The method is carried out as follows.
Измельченную руду классифицируют на песковую и шламовую фракции (фиг.1). Песковую фракцию обрабатывают реагентами – раствором медного купороса, бутиловым ксантогенатом калия и пенообразователем для подавления флотации минералов пустой породы, активации и гидрофобизации золотосодержащих минералов, создания устойчивой пены и проводят флотацию с выделением золотосодержащего концентрата и хвостов, направляемых на дальнейшую обработку. Выделенный из песковой фракции концентрат, смешивают со шламовой фракцией, предварительно обработанной раствором медного купороса, подавляющим флотацию минералов пустой породы и активирующими флотацию золотосодержащих минералов. Далее смесь делят на равные по массе твердой фракции потоки. Так как для процессов флотации характерно монотонное убывание извлечения (ε) при увеличении степени концентрации золота (i), которое определяется отношением содержания золота в черновом концентрате к содержанию золота в исходном питании, то число потоков определяется в соответствии с компромиссным критерием:The crushed ore is classified into sand and sludge fractions (Fig. 1). The sand fraction is treated with reagents - a solution of copper sulfate, potassium butyl xanthate and a foaming agent to suppress the flotation of waste rock minerals, activate and hydrophobize gold-containing minerals, create a stable foam, and flotation is carried out with the release of gold-containing concentrate and tailings sent for further processing. The concentrate separated from the sand fraction is mixed with the sludge fraction, pre-treated with a solution of copper sulfate, which suppresses the flotation of gangue minerals and activates the flotation of gold-containing minerals. Next, the mixture is divided into streams equal in mass to the solid fraction. Since flotation processes are characterized by a monotonic decrease in recovery (ε) with an increase in the degree of gold concentration ( i ), which is determined by the ratio of the gold content in the rough concentrate to the gold content in the initial feed, the number of flows is determined in accordance with the compromise criterion:
Первый поток флотируют паровоздушной смесью, образованной разнотемпературными спутными потоками пересыщенного водяного пара и, предварительно пропущенного через раствор гидрохлоридлауриламина концентрацией 25 мг/л, воздуха. Затем, полученный концентрат смешивают со вторым потоком и проводят флотацию аналогичным способом и так далее пока степень концентрации золота в черновом концентрате не станет ниже заданной (i зад ), определяемой требованиями дальнейшей металлургической переработки золотосодержащего концентрата.The first stream is floated with a steam-air mixture formed by different-temperature co-currents of supersaturated water vapor and air, previously passed through a solution of laurylamine hydrochloride with a concentration of 25 mg/l. Then, the resulting concentrate is mixed with the second stream and flotation is carried out in a similar way, and so on until the degree of gold concentration in the rough concentrate becomes lower than the specified one ( i set ), determined by the requirements of further metallurgical processing of the gold-containing concentrate.
Пример 1. Навеску руды Березняковского месторождения крупностью 3 мм и массой 1 кг, содержащую кварц и пирит, с которым преимущественно связанно золото, измельчали в лабораторной мельнице при отношении Т:Ж = 1:1 до крупности 80% класса 71 мкм в присутствии сернистого натрия (расход 112 г/т). Мельницу разгружали на лабораторный вибрационный грохот с размером отверстия просеивающей поверхности 25 мкм. В результате классификации материала по крупности получали две фракции – пески и шламы. Песковую фракцию обрабатывали раствором медного купороса (расход 15 г/т твердого), а затем подавали раствор бутилового ксантогената калия (расход 85 г/т твердого) для гидрофобизации золотосодержащих минералов и в присутствии пенообразователя Т-92 (расход 35 г/т твердого) при рН=8,6 в течение 20 минут проводили флотацию в противоточной флотомашине колонного типа ∅ 64 мм и высотой 1,7 м с подачей исходного питания под зону очистки на глубину 0,46 м с выделением золотосодержащего концентрата и хвостов, направляемых далее на дальнейшую обработку. Производительность колонны по исходному питанию составляла 1,5 м3/мин на 1 м2 сечения камеры. Шламы обрабатывали раствором жидкого стекла (расход 50 г/т твердого) и раствором медного купороса (расход 70 г/т твердого).Example 1. A sample of ore from the Bereznyakovskoye deposit with a particle size of 3 mm and a weight of 1 kg, containing quartz and pyrite, with which gold is predominantly associated, was crushed in a laboratory mill at a ratio of T:L = 1:1 to a particle size of 80% class 71 microns in the presence of sodium sulfide (consumption 112 g/t). The mill was unloaded onto a laboratory vibrating screen with a screening surface opening size of 25 microns. As a result of classifying the material by size, two fractions were obtained - sand and sludge. The sand fraction was treated with a solution of copper sulfate (consumption 15 g/t solid), and then a solution of potassium butyl xanthate (consumption 85 g/t solid) was supplied to hydrophobize gold-containing minerals and in the presence of a T-92 foaming agent (consumption 35 g/t solid) at pH=8.6, flotation was carried out for 20 minutes in a column-type counter-current flotation machine with a diameter of 64 mm and a height of 1.7 m with the supply of initial feed under the purification zone to a depth of 0.46 m with the release of gold-containing concentrate and tailings sent further for further processing . The productivity of the column for the initial feed was 1.5 m 3 /min per 1 m 2 of the chamber cross-section. The sludge was treated with a solution of liquid glass (consumption 50 g/t solid) and a solution of copper sulfate (consumption 70 g/t solid).
Выделенный из песковой фракции концентрат, смешивали со шламовой фракцией, принимая массу полученной смеси при последующих расчетах технологических показателей ее флотации за 100%. Далее смесь делили на семь равных по массе твердой фракции потоков (фиг.2). Первый поток обрабатывали раствором бутилового ксантогената калия (расход 80 г/т твердого) для гидрофобизации золотосодержащих минералов и в присутствии пенообразователя Т-92 (расход 50 г/т твердого) и в течение 20 минут флотировали его в той же флотомашине паровоздушной смесью, образованной разнотемпературными спутными потоками пересыщенного водяного пара (расход 1,07⋅10-2кг⋅с-1 на 1 м2 поверхности рабочей зоны флотомашины) и предварительно пропущенного через раствор гидрохлоридлауриламина (концетрацией 25 мг/л) воздуха (расход 2,61⋅10-2 кг⋅с-1на 1 м2 поверхности рабочей зоны флотомашины), так как в этих условиях поверхность пузырьков за счет адсорбции гидрохлоридлауриламина приобретает положительный заряд, размер пузырьков за счет понижения поверхностного натяжения стремится к минимуму, а тепломассопередача от конденсирующегося пара, наоборот, к максимуму. Затем, полученный концентрат смешивали со вторым потоком и проводили флотацию аналогичным способом, уменьшая расход собирателя пропорционально количеству твердого в концентрате, а расход пенообразователя сокращали пропорционально количеству жидкого в концентрате. Операцию флотации в аналогичных технологических условиях повторяли семь раз.The concentrate separated from the sand fraction was mixed with the sludge fraction, taking the mass of the resulting mixture as 100% in subsequent calculations of the technological parameters of its flotation. Next, the mixture was divided into seven streams equal in mass to the solid fraction (Fig. 2). The first stream was treated with a solution of potassium butyl xanthate (consumption 80 g/t solid) for hydrophobization of gold-containing minerals and in the presence of a T-92 foaming agent (consumption 50 g/t solid) and floated for 20 minutes in the same flotation machine with a steam-air mixture formed by different temperatures co-current flows of supersaturated water vapor (consumption 1.07⋅10 -2 kg⋅s -1 per 1 m 2 of the surface of the working area of the flotation machine) and air previously passed through a solution of laurylamine hydrochloride (concentration 25 mg/l) (consumption 2.61⋅10 - 2 kg⋅s -1 per 1 m 2 of the surface of the working area of the flotation machine), since under these conditions the surface of the bubbles acquires a positive charge due to the adsorption of hydrochloride laurylamine, the size of the bubbles due to a decrease in surface tension tends to a minimum, and heat and mass transfer from the condensing steam, on the contrary, to the maximum. Then, the resulting concentrate was mixed with the second stream and flotation was carried out in a similar way, reducing the collector consumption in proportion to the amount of solid in the concentrate, and the consumption of the foaming agent was reduced in proportion to the amount of liquid in the concentrate. The flotation operation under similar technological conditions was repeated seven times.
Из данных, приведенных на фиг. 2 и 3, следует, что заданная степень концентрации золота в черновом концентрате i = i зад достигается при флотации в три потока смеси концентрата со шламами при одновременной стабилизации содержания золота в хвостах третьего потока флотации, что свидетельствует о достижении компромиссного максимума между извлечением золота и степенью концентрации золота и нецелесообразности дальнейшего увеличения числа потока флотации Если деление произвести менее, чем на три потока, то заданная степень концентрации будет достигнута при меньшем извлечении золота в концентрат, являющимся одним из основных технологических показателей флотации руд. Прирост показателей степени извлечения золота по сравнению с прототипом представлены в табл.1 (см. в графич. части).From the data shown in FIG. 2 and 3, it follows that the given degree of gold concentration in the rough concentrate i = i ass is achieved by flotation in three streams of a mixture of concentrate and sludge while stabilizing the gold content in the tailings of the third flotation stream, which indicates the achievement of a compromise maximum between gold recovery and the degree concentration of gold and the inexpediency of further increasing the number of flotation streams. If the division is made into less than three streams, then the given degree of concentration will be achieved with less gold extraction into concentrate, which is one of the main technological indicators of ore flotation. The increase in gold recovery compared to the prototype is presented in Table 1 (see graphic part).
Пример 2. Навеску руды Олимпиадинского месторождения крупностью 3 мм и массой 1 кг, после выделения золота методом гравитации, содержащую 2,65 г/т золота измельчали в лабораторной мельнице при отношении Т:Ж = 1:0,75 до крупности 86% класса 71 мкм. Мельницу разгружали на лабораторный вибрационный грохот с размером отверстия просеивающей поверхности 25 мкм. В результате классификации материала по крупности получали две фракции – пески и шламы. Песковую фракцию обрабатывали раствором медного купороса (расход 90 г/т твердого), затем подавали бутиловый ксантогенат калия (расход 170 г/т твердого) для гидрофобизации золотосодержащих минералов и в присутствии пенообразователя Т-80 (расход 140 г/т твердого) и проводили флотацию в трехлитровой флотационной машине механического типа при рН=8,5-8,7, создаваемым содой, в течение 15 минут с выделением золотосодержащего концентрата и хвостов, направляемых далее на дальнейшую обработку. Шламы обрабатывали раствором медного купороса (расход 90 г/т твердого).Example 2. A sample of ore from the Olimpiada deposit with a particle size of 3 mm and a weight of 1 kg, after gold separation by gravity, containing 2.65 g/t of gold, was crushed in a laboratory mill at a ratio of T:L = 1:0.75 to a particle size of 86% class 71 µm. The mill was unloaded onto a laboratory vibrating screen with a screening surface opening size of 25 microns. As a result of classifying the material by size, two fractions were obtained - sand and sludge. The sand fraction was treated with a solution of copper sulfate (consumption 90 g/t solid), then potassium butyl xanthate (consumption 170 g/t solid) was supplied to hydrophobize gold-containing minerals and in the presence of a T-80 foaming agent (consumption 140 g/t solid) and flotation was carried out in a three-liter mechanical flotation machine at pH = 8.5-8.7, created by soda, for 15 minutes with the release of gold-containing concentrate and tailings, which are sent further for further processing. The sludge was treated with a solution of copper sulfate (consumption 90 g/t solid).
Выделенный из песковой фракции концентрат смешивали со шламовой фракцией, принимая массу полученной смеси при последующих расчетах технологических показателей ее флотации за 100%. Далее смесь делили на три равных по массе твердой фракции потока (фиг.4). Первый поток обрабатывали раствором бутилового ксантогената калия (расход 170 г/т твердого) для гидрофобизации золотосодержащих минералов и в присутствии пенообразователя Т-92 (расход 40 г/т твердого) и при рН=8,5-8,7, создаваемым добавлением соды, в течение 15 минут флотировали его смесью, образованной разнотемпературными спутными потоками пересыщенного водяного пара (расход 1,07⋅10-2кг⋅с-1 на 1 м2 поверхности рабочей зоны флотомашины) и предварительно пропущенного через раствор гидрохлоридлауриламина (концетрацией 25 мг/л) воздуха (расход 2,61⋅10-2 кг⋅с-1на 1 м2 поверхности рабочей зоны флотомашины). Затем полученный концентрат смешивали со вторым потоком и проводили флотацию аналогичным способом, уменьшая расход собирателя пропорционально количеству твердого в концентрате, а расход пенообразователя сокращали пропорционально количеству жидкого в концентрате. Операцию флотации в аналогичных технологических условиях повторяли три раза. Далее полученный черновой концентрат подвергали двум перечисткам с получением товарного золотосодержащего концентрата, направляемого на металлургическую переработку. Хвосты трех потоков флотации объединяли и после двух контрольных операций флотации и дофлотации золота направляли в отвал. Прирост показателей степени извлечения золота по сравнению с прототипом представлены в табл.2 (см. в графич. части).The concentrate separated from the sand fraction was mixed with the sludge fraction, taking the mass of the resulting mixture as 100% in subsequent calculations of the technological parameters of its flotation. Next, the mixture was divided into three equal mass solid stream fractions (Fig. 4). The first stream was treated with a solution of potassium butyl xanthate (consumption 170 g/t solid) for hydrophobization of gold-containing minerals and in the presence of a foaming agent T-92 (consumption 40 g/t solid) and at pH = 8.5-8.7, created by the addition of soda, for 15 minutes it was floated with a mixture formed by different-temperature co-current flows of supersaturated water vapor (consumption 1.07⋅10 -2 kg⋅s -1 per 1 m 2 of the surface of the flotation machine working area) and previously passed through a solution of laurylamine hydrochloride (concentration 25 mg/l ) air (consumption 2.61⋅10 -2 kg⋅s -1 per 1 m 2 of the surface of the flotation machine working area). Then the resulting concentrate was mixed with the second stream and flotation was carried out in a similar way, reducing the collector consumption in proportion to the amount of solid in the concentrate, and the consumption of the foaming agent was reduced in proportion to the amount of liquid in the concentrate. The flotation operation under similar technological conditions was repeated three times. Next, the resulting rough concentrate was subjected to two re-cleaning processes to obtain a marketable gold-containing concentrate sent for metallurgical processing. The tailings of three flotation streams were combined and, after two control operations of flotation and post-flotation of gold, they were sent to the dump. The increase in the degree of gold recovery compared to the prototype is presented in Table 2 (see graphic part).
Увеличение степени извлечения золота, в том числе, труднофлотируемой мелкодисперсной фракции, обычно теряемой с хвостами, связано с увеличением содержания золота в каждом последующем потоке флотации за счет направления в него концентрата из предыдущего потока флотации (фиг.5).An increase in the degree of gold recovery, including the difficult-to-float fine fraction, usually lost with tailings, is associated with an increase in the gold content in each subsequent flotation stream due to the direction of concentrate from the previous flotation stream into it (Fig. 5).
Увеличение степени извлечения золота происходит в результате уменьшения размера пузырьков (фиг.6) за счет снижения поверхностного натяжения при физической адсорбции катионоактивного поверхностно-активного вещества – раствора гидрохлоридлауриламина на границе раздела фаз «газ-жидкость». При флотации по прототипу размер пузырька воздуха (dп), как видно из функции дифференциального распределения пузырьков по размерам, равен 3-3,75 мм, в то время, как при флотации заявляемым способом размер пузырька существенно меньше и равен 0,75-1 мм.An increase in the degree of gold recovery occurs as a result of a decrease in the size of the bubbles (Fig. 6) due to a decrease in surface tension during the physical adsorption of a cationic surfactant - a solution of laurylamine hydrochloride at the gas-liquid interface. When flotation according to the prototype, the size of the air bubble (d p ), as can be seen from the function of the differential distribution of bubble sizes, is equal to 3-3.75 mm, while when flotation by the claimed method, the bubble size is significantly smaller and equal to 0.75-1 mm.
Увеличение степени извлечения золота происходит в результате перезарядки поверхности пузырька адсорбцией катионоактивного поверхностно-активного вещества – раствора гидрохлоридлауриламина и появления сил электростатического притяжения между положительно заряженным пузырьком и отрицательно заряженным минералом (фиг.7).An increase in the degree of gold recovery occurs as a result of recharging the surface of the bubble by the adsorption of a cationic surfactant - a solution of laurylamine hydrochloride and the appearance of electrostatic attractive forces between the positively charged bubble and the negatively charged mineral (Fig. 7).
Из функции радиального распределения зерен золота по крупности в концентрате f(Rр) следует, что при флотации по прототипу в концентрат извлекаются зерна золота в основном крупностью Rр от 20 до 30 мкм, а при флотации по заявленному способу в концентрат извлекаются зерна золота в основном крупностью до 10 мкм, что свидетельствует о повышении извлечении мелкодисперсных фракций золота, теряемых при флотации по прототипу (фиг.8).From the function of the radial distribution of gold grains by size in the concentrate f(R p ), it follows that during flotation according to the prototype, gold grains are extracted into the concentrate mainly with a size R p from 20 to 30 microns, and during flotation according to the claimed method, gold grains are extracted into the concentrate in mainly with a particle size of up to 10 microns, which indicates an increase in the recovery of fine gold fractions lost during flotation according to the prototype (Fig. 8).
Одновременно с техническим результатом заявленный способ позволяет получить и экономический результат (табл.1 и 2, см. в графич. части). То есть выход концентрата при флотации по заявляемому способу по сравнению с прототипом для руд Березняковского месторождения уменьшается на 13,14% отн. при одновременном приросте содержания золота в концентрате на 37,47% отн., за счет повышения селективности разделения и извлечении в него золота на 19,19% отн. А для руд Олимпиадинского месторождения выход концентрата при флотации уменьшается на 20,0% отн. при одновременном приросте содержания золота в концентрате на 37,91% отн. за счет повышения селективности разделения и извлечения в него золота на 10,34% отн. по сравнению с прототипом. Это позволяет получить при металлургической переработке концентрата экономический эффект в размере 817,5 руб/т концентрата при себестоимости переработки 49886,9 руб/т.Along with the technical result, the claimed method also allows one to obtain an economic result (Tables 1 and 2, see graphic part). That is, the yield of concentrate during flotation according to the claimed method, compared to the prototype for the ores of the Bereznyakovskoe deposit, is reduced by 13.14% rel. with a simultaneous increase in the gold content in the concentrate by 37.47% rel., due to increased selectivity of separation and extraction of gold into it by 19.19% rel. And for the ores of the Olimpiada deposit, the concentrate yield during flotation decreases by 20.0% rel. with a simultaneous increase in gold content in concentrate by 37.91% rel. by increasing the selectivity of separation and the extraction of gold into it by 10.34% rel. compared to the prototype. This makes it possible to obtain an economic effect during metallurgical processing of the concentrate in the amount of 817.5 rubles/t of concentrate with a processing cost of 49886.9 rubles/t.
Данный способ флотации позволит по сравнению с прототипом позволит повысить степень извлечения и селективность разделения минералов.This flotation method will allow, in comparison with the prototype, to increase the degree of extraction and selectivity of mineral separation.
Claims (1)
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2818755C1 true RU2818755C1 (en) | 2024-05-03 |
Family
ID=
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1005919A1 (en) * | 1981-12-30 | 1983-03-23 | Северо-Кавказский Ордена Дружбы Народов Горно-Металлургический Институт | Method of flotation concentrating of minerals |
| RU2220781C1 (en) * | 2002-07-29 | 2004-01-10 | Северо-Кавказский государственный технологический университет | Method of floatation |
| RU2600135C1 (en) * | 2015-08-11 | 2016-10-20 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Северо-Кавказский горно-металлургический институт (государственный технологический университет)" (ФГБОУ ВО "СКГМИ (ГТУ)") | Method of flotation |
Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1005919A1 (en) * | 1981-12-30 | 1983-03-23 | Северо-Кавказский Ордена Дружбы Народов Горно-Металлургический Институт | Method of flotation concentrating of minerals |
| RU2220781C1 (en) * | 2002-07-29 | 2004-01-10 | Северо-Кавказский государственный технологический университет | Method of floatation |
| RU2600135C1 (en) * | 2015-08-11 | 2016-10-20 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Северо-Кавказский горно-металлургический институт (государственный технологический университет)" (ФГБОУ ВО "СКГМИ (ГТУ)") | Method of flotation |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| ЕВДОКИМОВ С.И. и др. "Определение рационального расхода пара при флотации апатит-нефелиновых руд паровоздушной смесью", "Записки Горного института", 2022, т. 256, с. 567-578. ЕВДОКИМОВ С.И. "Извлечение золота из руд флотацией в условиях тепломассообмена между фазами", "Вестник МГТУ им. Г.И. Носова", 2017, т.15, N 4, с.10-18. * |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US20130284642A1 (en) | Method of beneficiation of phosphate | |
| Teague et al. | The beneficiation of ultrafine phosphate | |
| RU2096498C1 (en) | Method of recovering metals from complex mineral ore material | |
| US3008655A (en) | Beneficiation of potash ores | |
| AU2009286309B2 (en) | A novel method for production of iron ore concentrates suitable for iron and steel making processes. | |
| Yessengaziyev et al. | The usage of basic and ultramicroheterogenic flotation reagents in the processing of technogenic copper-containing raw materials | |
| Mukhanova et al. | Improvement of the technology related gold-containing raw materials with the use of ultramicroheterogeneous flotoreagent | |
| CN111715399A (en) | Pretreatment method of high-calcium high-magnesium fine-particle embedded scheelite | |
| US5334364A (en) | Process for purifying silica sand | |
| RU2200632C2 (en) | Method of concentrating oxidized nickel-containing ores | |
| US4883586A (en) | Process for beneficiating ores containing fine particles | |
| RU2818755C1 (en) | Method of flotation of gold-bearing ores | |
| US2970688A (en) | Method for recovery of minerals | |
| CN117816361A (en) | Combined beneficiation method for low-grade high-mud-amount fine tin tailings | |
| Mankosa et al. | Split-feed circuit design for primary sulfide recovery | |
| RU2624497C2 (en) | Method for flotation of refractory complex ores of noble metals | |
| Al-Maghrabi | Improvement of low-grade silica sand deposits in Jeddah area | |
| RU2130808C1 (en) | Method of concentration of copper-containing slags | |
| RU2100090C1 (en) | Transfer line of concentration of rebellious gold-containing ores | |
| CA1064863A (en) | Process for benefication of various ores and particularly for magnesite ore | |
| RU2354457C1 (en) | Method of concentrating potassium containing ore | |
| RU2071834C1 (en) | Method of garnet-bearing raw material benefication | |
| RU2132239C1 (en) | Method for deslurring potassium ores | |
| CN116351575B (en) | Beneficiation process for silicon reduction and quality improvement of ilmenite | |
| SU1315027A1 (en) | Method of flotational dressing of mineral resources |